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1562019 年第 7 期 复杂地质条件下综放矿压综合治理技术研究 王志鹏 （大同煤矿集团同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037100） 摘 要 东周窑煤矿主采煤层为 5煤层，为解决该矿工作面临空尾巷地质条件复杂、围岩稳定性差等问题，以 8200 工作面 5200 临空尾巷作为综合治理对象，经过提前主动支护巷道移近量仅为 300mm（5200 巷原来高度 3.5m），有效地控制了巷道的稳 定性，保证了回采的顺利进行。 关键词 水压致裂 经济 支护 中图分类号 TD327.2;TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2019.07.059 Study on Comprehensive Control Technology of Rock Pressure in Fully Mechanized Caving Face under Complex Geological Conditions Wang Zhi-peng Tongfa Dongzhouyao Coal Industry Co., Ltd., Datong Coal Mine Group, Shanxi Datong 037000 Abstract The main coal seam of Dongzhouyao Coal Mine is 5 coal seam. In order to solve the problems of complex geological conditions and poor stability of surrounding rock in goaf tail roadway, 5200 goaf tail roadway of 8200 working face is taken as the comprehensive control object, and the stability of roadway is effectively controlled by the advance active support of roadway approaching only 300mm original height of 5200 roadway is 3.5m. Qualitative analysis ensures the smooth progress of mining. Key words hydraulic fracturing economical support 收稿日期 2019-01-16 作者简介 王志鹏（1989-），男，回族，河北省怀安人，2015 年 毕业于山西大同大学采矿工程专业，助理工程师。 1 概 况 东周窑煤矿在开采 8202 工作面时，由于该工 作面顶板厚而且坚硬，顶板不易自然垮落，随着回 采距离的增加在工作面中部形成了大面积悬顶，在 工作面推进至 160m 时，悬顶大面积垮落产生冲击 波，所幸未造成人员伤亡。 由于岩层结构的特点，坚硬顶板工作面具有来 压显现强烈、动载系数大、来压步距大、冒落岩石 块度大、顶板冒落高度大等矿压特点。 为防止坚硬顶板悬板面积变大，导致大面积垮 落，该矿在同盘区的 8200 工作面采取顶板水压致 裂的方法，人为预先降低顶板的整体强度，防止坚 硬顶板大面积垮落。 2 水压致裂分析 2.1 8200 工作面概况 8200 工作面位于石炭系 5层二盘区，西南侧 为 C5层 8202 工作面采空区，东北侧与永财坡煤 矿相邻，其余侧均为实煤。对应的上覆无侏罗系煤 系地层，不存在小窑采空区。 8200 工作面长 230m，可采走向长度 410m。 煤层厚度 3.513m，平均厚度为 7.04m，煤黑色， 弱玻璃光泽，块状，成分以暗煤为主，见镜煤及亮 煤条带，参差状断口。根据切眼附近 B1513 钻孔柱 状图，8200 工作面切眼的基本顶为 7.21m 厚的含砾 粗砂岩，灰色，灰白色，成分以石英为主，次之长 石，局部含砾。直接顶为 6.5m 厚的泥岩 煌斑岩 粉砂岩以及 3.57m 厚的 5-1 煤，直接顶总厚度为 10.07m。 2.2 设备情况 设 备 型 号 及 参 数 如 下 使 用 天 津 通 洁 3BZ6.7/63-200 注水泵（见图 1），Φ50mm 水力割 缝专用封孔器，Φ10mm 安装杆，Φ50mm 定向水 力致裂开槽钻头（见图 2）。 2.3 致裂孔布置设计 （1）施工地点8200 工作面切眼。 1572019 年第 7 期 （2）设计致裂孔高度8200 工作面切眼直接 顶厚 10.07m，基本顶厚 7.21m，初步确定致裂孔高 度为直接顶与基本顶一半之和约 13.67m。钻机开孔 位置离地为 1.6m（离巷道顶板 2m），钻孔穿透煤 层的距离为 6.75m，再加顶板高度 13.67m，确定孔 底至孔口垂高为 20m。 （3）仰角根据钻机的使用参数，倾角确定 为 45。 （4）孔长20/sin45 28.6m，确定为 29m。 （5）钻孔方向钻孔竖直方向垂直于煤壁， 向上与水平面夹角 45。 （6）孔口位置在切眼距离底板 1.6m 处的煤 体内开孔。 （7）钻孔布置及数量工作面切眼长 230m， 由尾巷向头巷每隔 20m 布置一个孔，共 11 个钻孔， 第一个孔在切眼内距顺槽巷帮 15m 处。具体参数如 图 3、图 4 和表 1 所示。 图 1 3BZ6.7/63-200 型高压注水泵 图 2 开槽钻头 图 3 8200 切眼巷水压致裂孔示意图 2.4 钻孔施工 采用 Ф55mm 钻头施工，然后退出钻杆，换开 槽钻头，送到孔底开槽。施工钻孔后进行水压致裂。 共施工 11 个钻孔，总计 319m。 图 4 AA 剖面图 表 1 钻孔参数 钻孔名称 钻头直径 钻孔深度仰角开槽位置钻孔数 初放钻孔55mm29m45孔底11 2.5 水压致裂效果 （1）由于我国煤矿大都采用长壁式综合机械 化采煤法，工作面的推进速度比较快，使用水力 压裂控顶技术满足快速实施的特点，顶板能够及 时垮落。 （2）通过对坚硬顶板水力分段多次压裂和注 水软化，削弱上覆岩层储存的高应力，减小工作面 端头三角区悬顶问题，实现随采随垮，减小煤柱应 力集中效应，减小巷道变形的问题。 （3）通过对坚硬顶板水力分段多次压裂后工 作面上隅角气体集聚明显减少。 （4）分段多次水力压裂控顶技术不会对正常 的回采工艺产生干扰。 （5）实现了对上覆岩层的多次压裂和软化。 （6）同时，水力压裂技术具有安全性高、工 程量小、 成本低及适应性强如高瓦斯矿井等特点。 该技术已经在神东、神南矿区推广应用，取得了良 好的技术与经济效益。 （7）分段多次水力压裂可削弱岩层的整体性 和稳定性，并定向切割顶板岩层，通过人为的方法 削弱煤岩体承载的高应力，使巷道或工作面处于低 应力区域。同时也有利于回采衔接工作，具有很高 的技术价值。 8200 工作面 5200 巷临近 8202 采空区，受工 作面开采动压及采空区压力传递的影响，为了防止 1582019 年第 7 期 巷道顶板垮漏，确保开采安全，提前主动支护。对 5200 巷采取如下提前主动支护措施 （1）在 5200 巷超前支护范围内，部分地段单 体柱下压两根 4m 长 11工字钢梁，提高了巷道的 整体支护能力及防止巷道底鼓。 （2）顶板破碎处提前铺设双层金属网，增加 顶板的整体性，防止原支护的顶网受力撕裂后引起 顶煤（矸）漏冒而使原支护失效，使顶板与单体支 护形成一个整体。 （3）注马丽散加固顶板，在回采位置 100m、 210m处顶板破碎区提前在巷道注马丽散加固顶板。 注马丽散的眼距 6m，眼深 6m，眼径 Ф28mm。提 高了煤（岩）体的整体强度，保证了巷道顶板的稳 定性。 （4） 对 巷 道 顶 板 破 碎、 下 沉 严 重 的 地 段 补打锚索钢梁或者组合大板加强支护。锚索为 Ф17.87300mm， 钢 梁 为 4.8m 长 的 11矿 用 工字钢。一梁三索，钢梁间距 1.8m（打在无单 点锚索的两根钢带之间），眼距 2.0m，对称布 置，托板为 809016mm 的钢托板。组合大板 为 60060016mm，一块组合大板 5 根锚索， 中 间 眼 锚 索 为 Ф17.810300mm， 其 他 四 根 为 Ф17.87300mm。每根锚索使用一卷 ck2335、两 卷 z2360 锚固剂。提高了巷道顶板支护能力及防止 巷道顶板下沉。 （5）提前对采位 90 ～ 150m 巷道进行起底， 保证工作面的正常回采和巷道行人畅通。 在回采过程中由于巷道内多处出现底鼓、顶板 破碎下沉、临空侧肩角巷帮鼓出等现象。为了防止 巷道顶板垮漏，确保开采安全，增加如下补强和加 强措施 ① 加长超前支护长度，超前支护长度由 50m 增加到 100m，支护间排距不变。 ② 增加支护数量。工作面煤壁往外 20m 范围 内在原三排超前支护的中间增加两排支柱，柱距与 原支护相同。顶板破碎处可再增加临时支柱。 ③ 单体支柱穿鞋。增大单体支柱与底板接触面 积，避免支柱因钻底而降低支护强度，提高超前支 护的整体支护能力。 以往临空巷压力显现明显、巷道变形严重。巷 道原来高度3.5m， 变形后最低处巷道高度仅为2.2m， 严重影响了工作面的正常回采。通过一系列的综合 治理，和以往临空巷对比，5200 巷经过提前主动支 护，巷道移近量仅为 300mm，有效地控制了巷道的 稳定性，保证了回采的顺利进行。 3 技术创新 （1）通过水压致裂后，8200 工作面初次来压 步距为 32m，相比未采取水压致裂的工作面，来压 步距缩短了 13m。 （2）达到了工作面安全与高效的生产，成功 对顶板进行了处理，使处理后的顶板岩体的物理力 学性质发生了变化。 （3）减小了坚硬顶板的悬露面积，避免发生 大面积的顶板来压。 （4）由被动支护改为主动支护，提前控制顶 板及围岩稳定。 （5） 通过提前注马丽散、 提前铺设双层金属网、 补打锚索钢梁或者组合大板、起底多项综合治理方 式有效地防止了巷道顶板垮漏，确保开采安全。 4 结 论 （1）提前对顶板进行弱化，比起退锚等措施 更加安全可靠。 （2）购买的设备可重复使用，后期投资少。 （3）采取水压致裂措施后，工作面推进至 9m 时，悬顶开始垮落，无需采取其他措施就消除了大 面积悬顶的隐患。 【参考书目】 ［1］ 安俊燕 . 矿用带式输送机监测与保护系统研究 [J]. 机械管理开发，2018，33（10）237-238. ［2］ 李国栋 . 阳煤一矿井下带式输送机集中控制提效 改造实践 [J]. 机械管理开发，2018，33（08） 152-153. （上接第 150 页） ［3］ 孙计爽 . 带式输送机无人值守监控系统设计及应 用 [J]. 电气防爆，2018（02）7-11. ［4］ 李进朝 . 煤矿井下运输系统及集控系统研究与设 计 [D]. 西安科技大学，2018. ［5］ 赵玮烨 . 煤矿带式输送机集中控制系统的设计及 应用 [J]. 煤矿机电，2018（01）23-2529.